大贤15102掘进作业规程.doc

第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称、用途、设计长度、工程量、坡度、服务年限、预计开工时间、预计竣工时间见下表巷道名称15102运输顺槽15102回风顺槽用 途用于回采时进风、运料、行人、供风、供水用于回风顺槽掘进瓦斯排放设计长度600米600米坡 度310310巷道性质沿15#煤层底板下层开采沿15#煤层顶板下层开采服务年限1年1年预计开工时间2011.3.12011.3.1预计竣工时间2011.6.252011.6.25附巷道平面布置图第二节 编写依据一、批准设计批准时间本面所掘巷道施工依据为：山西南娄集团股份有限公司大贤煤矿资源整合初步设计。批准时间为2007年11月2日山西南娄集团股份有限公司大贤煤矿资源整合安全专篇，批准时间为2008年1月28日二、地质说明书本规程所掘巷道地质资料依据为：山西南娄集团股份有限公司大贤煤矿资源整合矿井地质报告，批准时间为2007年6月28日。第二章 地面位置及地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况地面相对位置及邻近采区开采情况井上下对照关系情况表水平、采区+825工程名称15102掘进工作面地面标高1020-1050m井下标高800-780m地面相对位置、建筑物及其它位于陈家沟村以北，主斜井以东，地面为山川、沟谷地带，无建筑物井下相对位置对掘进巷道的影响本规程所掘巷道以西为主斜井，以东为原振兴煤矿矿界，以北为采空区，以南为实体煤田。邻近采掘情况对掘进巷道的影响邻近无其它采掘情况，矿周边均留有足够的煤柱，无任何影响。第二节 煤层赋存特征一、煤层情况本规程所掘15#煤层，煤层厚度在5.10-9.56米之间，平均7.20米，一般04层夹矸，煤层倾角在3-10度之间，煤层结构属简单-复杂型，煤层颜色为黑灰黑色，具金刚和似金刚光泽，有一定韧性，硬度3-4，条带状、线状结构，快状或层状构造，以亮煤为主，夹有镜煤条带和少量暗煤。15#煤层含少量黄铁矿结核体。二、煤层顶底板情况15#煤层伪顶为0.05-0.70米厚的泥岩，直接顶顶板为K2石灰岩，厚度在11.2-16.3米之间，平均厚度为13.75米，该灰岩强度较硬，整体强度较高，属坚硬岩石，但由于灰岩中常夹有三层泥岩，而将灰岩四分，俗称“四节石”灰岩，其节理裂隙发育，一般随采随落，顶板管理较容易；15#煤层底板为沙质泥岩、泥岩底板，厚度在0.6-7.8米之间，平均厚度为4.8米。煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数（f）、预计巷道揭露的各煤层间距，顶、底板岩性及特征分析；预测巷道瓦斯涌出量、瓦斯突出倾向、煤层自然发火倾向、煤尘爆炸指数、地温等情况. 煤层特征情况表指标参数备注煤层厚度（最大最小/平均）m9.65-5.10平均厚度7.2煤层倾角（最大最小/平均）10-3煤层硬度（f）3-4煤层层理（发育程度）中等煤层节理（发育程度）中等自然发火期/d6个月绝对瓦斯涌出量/m3.min相对瓦斯涌出量/m3.t煤尘爆炸指数/%有爆炸性地温/25 顶底板情况表顶底板名称岩石类别硬度厚度岩性顶板直接顶四节石灰岩11.2-16.3m整体强度较高,属坚硬岩石,常夹有三层泥岩伪顶泥岩0.05-0.7m底板直接底砂质泥岩0.6-7.8m附：煤层综全柱状图第三节 地质构造井田范围内构造简单,主要为褶皱构造，15102工作面顺槽总体为一单斜构造，走向WE，倾向NS，倾角为3-10度之间，掘进方向为缓下坡。预计在掘进过程中有可能会遇到顶板破碎地段，对掘进有一定影响。第四节 水文地质及防治水井田内河流主要为秀水河，为季节性河流，地表为山川沟谷地形，为一季节性河流，15#煤层盖山厚度最小埋藏深度在177米，最大埋藏深度在332米之间。预计地表水对工作面正常掘进无直接影响。15#煤层上方直接充水含水层主太原组下部灰岩含水层，根据本矿历年开采，上部含水层富水性不强，对本掘进无影响。但是，在开采的过程中要加强对原采空区积水及上组煤采空积水的观察防范工作。同时，施工作业时严格执行“有掘必探，先探后掘”的探放水原则。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置本规程所掘进工作面位于主斜井以东，属主水平，所掘巷道全部开掘于15#煤层中，进风顺槽由上层找见下层后，沿煤层底板掘进，运输配巷沿煤层顶板掘进、顺槽坡度为3-10度，正南方向掘进。巷道掘进断面第二节 矿压观测一、观测对象15102掘进工作面运输、回风顺槽。二、观测内容用MYC-18型锚杆拉力计、扭力矩扳手对帮锚杆的锚固力、扭力矩实施抽查检测，用YCD200型千斤顶检测锚索预紧力，用LBY3型顶板离层仪观察顶板位移量，在顶帮标注观察点，用钢尺实测巷道表面位移，及顶、底板和两帮移近量。具体观测内容见表。观测内容序号观测项目观测内容观测仪器1巷道围岩表面位移顶底和两帮相对移近量测枪、卷尺2巷道顶板深部位移顶板离层位移ZBY-3型顶板离层仪3锚杆锚索载荷顶、帮锚杆、锚索承载YGS-16型锚杆测力计4锚杆、锚固力锚索预紧力顶、帮锚杆（索）预应力MLJ-10/20型锚杆拉力计和KZB0.63/63型涨拉泵及配套千斤5巷道断面收缩及支护破坏情况变形破坏程度钢尺、宏观观测三、观测方法1、测点设置：正常情况下进风顺槽每100m设一观测点，遇顶板破碎地段每50m设一观测站。每个观测站设2个观测断面并挂牌。每个观测站仪器安装见表观测站仪器安装测力计离层仪备注锚杆巷道全锚索巷道同时进行表面位移锚固、预紧力、扭矩测试顶加强锚索矩锚索加强锚索111112、观测办法：巷道掘进按方案设点布置，安装仪表、仪器即日起开始观测记录，掘进期间30天之内每2天观察一次，30天后每星期观测一次。四、观测要求每300根锚杆检测一次锚固力，每次检测不少于5根，其中3根顶锚杆，2根帮锚杆；每100根锚索检测一次锚索预紧力，每次检测不少于5根。第三节 支护设计一、确定巷道支护形式根据初步设计及施工组织设计15#煤层15102工作面运输、回风顺槽采用矩形断面，锚杆+网+锚索+W钢带联合支护；运输顺槽配巷采用矩形断面，木质临时支护。二、支护参数设计（一）巷道断面选择具体参数见表巷道断面尺寸巷道名称断面形状断面尺寸/m净断面/m2荒断面/m2净宽毛宽净高毛高15102运输顺槽矩形4.24.42.72.810.811.7615102回风顺槽矩形4.24.42.22.310.811.76（二）支护形式及材料规格根据初步设计及施工组织设计15102工作面运输、回风顺槽：采用网、钢带、锚索联合支护，由上层找见下层后，沿煤层底板掘进，锚索选用为直径15.24mm的钢绞线4根，最小长度不低于6.3m， 4孔W钢带长4000mm，孔间距为1200mm，钢带两头距帮分别为200 mm，排距为800mm；帮锚杆选用直径为202000mm的普通玻璃钢塑料锚杆，每排6根，每帮3根，间距为800mm，排距为800mm，最上一排距顶板为600mm，最下一排距底板为600mm，顶部每3200 mm采用直径为17.8mm的钢绞线2根，最小长度不低于9m，锚至灰岩老顶中不小于1000 mm，间距为1.6m，距帮两侧分别为1400 mm，采取预留眼的方式交替进行。托梁为14#槽钢，长1200 mm，使用时槽口向下。顶板锚杆锚固力岩石中不小于70KN，煤层中不小于30KN，扭力矩岩层中不小于120N.M，煤层中不小于60N.M，锚索预紧力不小于130KN。第四节 支护工艺一、支护工艺（一）支护工艺流程15102工作面运输顺槽综掘机割煤、装煤、出煤（同时钻孔安装滞后的帮锚杆）临时支护钻孔安装顶锚索（钻孔安装上一排的帮锚杆并联顶、帮网）下循环。当炮掘够一排锚杆距离后-敲帮问顶处理顶帮活煤（矸）-吊联顶网-临时支护-上钢带-打顶锚杆-紧固锚杆螺母-打完一排锚杆后-打帮锚杆。（二）临时支护工艺1、机掘工作面临时支护工艺锚网及锚杆巷道临时支护采用综掘机上的托梁器托一根2000170140mm（长宽厚）的方木，方木上搭钢带、网临时管理顶板。具体操作：综掘机割出一排进度后，退出煤头不少于1.5m，放低截割头、停电、闭锁综掘机开关后，将方木、钢带、网放到托梁架上（网与钢带按排距捆牢），除司机外其它人员撤至综掘机以外的安全地点后，升起截割头，调好位置后托住顶板。停电闭锁机组开关，人员站在安全地点用长柄工具处理掉顶帮的活煤、活矸、探头、伞檐，确无问题后，进行锚网支护。2、炮掘工作面临时支护工艺临时支护工艺采用11#工矿钢铁棚支护，每架间距为0.8米规格，工作面最大控顶距不得超过1米，每架棚腿两帮，横梁顶部要用长1米，宽0.2米，厚0.1米的拉木或撑木撑实、背紧（三）锚索、锚杆安装工艺1、锚杆安装工艺综掘机割出一排锚杆的进度后进行临时支护，然后钻锚杆眼及联网，每钻完一孔后，在锚杆体上套上托板，紧固螺母套筒连接锚杆和钻机，操作锚杆钻机将锚杆药卷送入眼底，按规定时间搅拌药卷后，稍停钻机1530s后启动钻机，直接将螺母拧紧，锚固安装一步到位，依次循环进行，直至将顶锚杆全部锚注完毕。使用非力矩锚杆时，安装锚杆用专用甩杆，紧固螺母用紧固套筒。若顶板平整，钻孔安装时，先安装两侧靠近两帮的顶锚杆或短锚索后，放下截割头然后安装中间的顶钻杆或锚索。若局部地段顶板不平整时，可先安装顶板相对完好处的一根顶锚杆（短锚索）将钢带固定，将截割头降下并调至塌顶或超挖部位，升起截割头将钢带顶弯接顶后，依次锚注其它顶锚杆。顶板采用风动钻机钻孔，钻头规格为25mm，钻杆为19mm的六棱空心钻杆。2、进风顺槽下层段施工工艺支设好临时支护后，先将钢带两侧的各两根锚杆打起后，放下截割头，退出综掘机，施工钢带中间孔的锚索，待锚索涨拉合格后，再施工剩余的两根锚杆。3、帮锚杆安装工艺在顶锚短锚索施工完毕后，进行帮锚杆安装，顺序由上向下。根据锚杆布置图钻孔放入药卷，用杆体将药卷轻轻送入眼底，铺、联好网，上好锚杆托板，杆尾用紧固螺母套连接风煤钻，开钻搅拌3045s,达到规定要求，稍后1530s后直接将螺母拧紧即可。使用非力矩锚杆时，安装锚杆用专用甩杆，紧固螺母用紧固套筒。帮锚杆采用风煤钻钻孔、搅拌、安装，钻杆为27mm的麻花钻杆。4、锚杆安装工艺采用锚杆钻机钻孔，钻杆为1m长的19mm的六棱空心钻杆多根套接使用，钻头为25mm的专用岩石钻头。锚索安装需三人配合，一人操作钻机，两人拆换钻杆。钻完一孔后，用锚索钢绞线顶端顶住药卷送入眼底，戴好连接套，开钻搅拌，且钻机应缓慢下升，并保证锚固到眼底，锚索药卷搅拌时间为3045s，搅拌完毕停下钻机，停止搅拌后保持钻机推力90180s方可撤下钻机，上好托板（托梁）和锚具，30min后进行涨拉（短锚索采用快速药卷锚注完毕可直接涨拉）。涨拉时，油泵压力表应缓慢上升，若发现突然非人为上升或下降，千斤顶油缸伸出量超过150mm时，立即停止涨拉，重新涨拉，两次超过规定行程仍不达设计顶紧力时必须在附近200mm处重新补打一个。5、加强锚索施工工艺进风顺槽钢带眼上的锚索与锚杆一同打注，巷道风筒帮加强锚索小班当班必须打起中，其余的每天检修班必须全部跟至煤头； （四）平行作业工艺进风顺槽两帮下两排帮锚杆可滞后掘进煤头35m，滞后的帮锚杆和帮锚索与综掘机截割或煤头支护平行作业，其它帮锚杆、帮网可滞后煤头一拓距离，以免割网，但严禁滞后超过一排，造成空帮塌落。滞后的顶锚杆与综掘机截割 或煤头支护平行作业。（五）进风顺槽上层钻底层工艺1、采用阶梯式方法掘进。上层钻底层段采用全锚索支护，支护材料严格按照支护断面内容。钻底时，每次托顶煤厚度（即台阶高度）不大于1.5m，当掘进至需钻底层位置是，将掘进机退出煤头10m以外，起底至煤头然后按设计 高度向前掘进，直至找到煤层底板。2、每次钻底前，必须保证煤头末排为全锚索支护且加强锚索跟至煤头，然后根据所托顶煤厚度，先将巷道正前用“锚索+网+W钢带”提前维护。支护材料严格按照支护断面内容，锚杆与巷道底板方向向上成2030角，杆体尽量垂直于节理裂隙面，间、排距均为800mm，管缝隙锚杆布置需托底层的底部，方向为巷道正前与巷道底板方向成510角，间距为100150mm。3、每次钻底后开始3m范围短锚索排距为600mm，加强锚索排距也相应缩小，其中第一排与第二排、第二排与第三排之间 布置4根加强锚索，要求托梁 顺巷均匀布置。附：运输顺槽上层钻底层正前支护示意图（四）锚杆、锚索施工技术要求1、15#煤巷道不论采取何种工艺，必须 坚持“掘一排，支护一排”上钢带，使钢带紧贴顶板。2、顶锚索带铁托板贴紧钢带，帮锚杆带托板贴紧煤帮，加强锚索14#槽钢托梁槽口向下，平行于钢带布置于两排钢带中间，3、钢带不能接顶处，顶弯钢带接顶，如局部无法顶弯时，用两半木“井”字构盘接紧顶板。4、锚杆锚固力、扭矩及锚索预紧力都必须达到设计要求。具体要求见表3-7。锚杆锚固力、扭矩及锚索预紧力表 巷道类型项目运输顺槽锚索顶锚杆帮锚杆锚固力/KN7030扭矩/Nm12060预紧力/KN(MPa)1305、铺设金属网时，相互对接，每100mm联网一通，联网丝用14#铁丝，使用专用联网钩扭结不少于3匝拧紧。6、锚索、锚杆角度必须符合设计要求。7、正常情况下，锚索外露长度（自锚具下平面量起）应保留在150-200mm内，锚索外露长度超过500mm，必须重新补打。8、锚索承载力应在320KN，预紧力应不小于169.6KN，即使用YCD-200千斤顶预紧时，压力表读数必须在45MPa以上。9、托板（托梁）强度必须与锚索 的承载力相适应。10、锚索应尽量与岩层面或主要裂隙垂直。11、如遇锚具、链固齐或涨拉千斤顶等出现问题，必须停止掘进、及时更换，并汇报上级。12、钻锚索或锚杆眼时，应做好以下工作：（1）检查开孔周围的顶板情况，应先择顶板完好地点开孔 ；（2）检查钻机，打眼前所有控制开关应处于关闭位置，油雾器充满良好的润滑油 ；（3）检查风水管长度是否够用，风水管接到钻机上以前要清理干净，接头与钻机连接要牢靠。13、钻锚索时，要两人进行，开钻进一人扶钻安眼，一人开钻。开钻时，先开水再开风，最后开钻。停钻时先停钻，再停风，最后停水。严禁干打眼。安眼时，要缓气腿，将钻杆接顶，安好眼时开钻，缓慢钻进5010mm后，再全速开钻，钻进时推力要均匀，不得顶弯钻杆。14、钻眼时不能用手摸旋转的钻杆，操作者的衣服、袖口要扎紧，严禁戴手套，当钻眼完毕钻机收缩时，手不要扶在气腿上。15、接换钻杆时，不得挪动钻机，以保持钻机钻杆与钻孔同心。16、钻孔完毕，用压水机将孔冲洗干净，回掉钻杆，放入锚固剂，用钢绞线将锚回剂轻轻顶入眼底，用搅拌器将钢绞线与锚杆钻机连接好，然后全速开钻将锚回剂充分搅拌，并将钢绞线顶至孔底搅拌3045s,停止搅拌后保持钻机推力90180s方可撤下钻机，上好托板（托梁）和锚具，30min后进行涨拉。17、涨拉前做好以下检查工作：（1）将油泵注好油，注入8L清洁N32或46号机械油，不得合用2种以上混合油 ；（2）对油泵、千斤顶、电路、油路进行全面检查，如有异常情况，先处理再涨拉 ；（3）现场组合的涨拉机具，应先进行空载运行，排尽液压油路中的空气。18、涨拉时应遵照下列规定执行：（1）涨拉时，千斤顶应与钢绞线保持同一轴线 ；（2）网绞线外露长度不足于使钢绞线与紧楔器充分咬合时，不得使油泵带负荷进行，应使千斤顶在较小推力下上推一段，满足咬合长度后，退下千斤重新涨拉，以防损坏紧楔器 ；（3）一次涨拉行程不得超过150mm，两次超过规定行程不达设计预紧力时必须在附近200mm处重新补打一眼 ；（4）涨拉时，操作人员必须注视油泵压力表读数，油泵压力超过锚索设计涨拉力或压力表指针应急促上移时，停止涨拉，油缸回位到底时，也应立即停止供油，以防油路、油泵超负荷 ；（5）油泵应缓慢升压，严禁高压换向。19、涨拉时除操作人员外，千斤顶5m范围内严禁站人，操作人员待千斤顶与钢绞线咬合后也撤至安全区域；回撤千斤顶时，操作人员应提前握持好千斤顶，以防紧楔器磨损提前松脱。现现紧楔器磨损，应及时更换。20、将外露长的钢绞线切断遵守如下规定：（1）切断器由技术组统一管理，施工队不得配备，钢绞线需切割时，经技术科鉴定统一切断 ；（2）钢绞线的外露长度不得影响巷道的正常使用及回采期间退锚，一般应保留150200mm ；（3）切断钢绞线前，除操作人员外，周围5m范围内严禁站人。切断时，操作人员一手把持切断器，一手握紧钢绞线，必要时由两人配合进行，以防意外。21、锚索要逐根检查，达到设计预紧力为合格，不合格的锚索必须重新补打。22、托板、托梁应紧贴顶板或巷帮，顶板槽钢托梁安置应口向下。23、锚杆外露长度（从螺母下平面量起）应不大于50mm，不小于10mm，如因片帮等原因外露长时，可垫一块木托板，如仍不能紧贴宽帮，必须重新补打，帮锚杆搅拌时间为2530S。24、巷道使用的锚杆、锚索、钢带等材料的质量严格按矿井质量标准化标准及有关规定执行。25、巷道要保持良好的工业卫生，巷内无杂物、淤泥、积水，材料要码放整齐。第四章 施工工艺第一节 施工方法巷道施工方法采用综掘机按设计要求一次切割成巷，刮板输送机、带式输送机运输正常情况下，要按综掘机截割流程图进行；如遇煤层较软时，可先割上部，待顶板支护完毕后，再割底煤。如遇无炭柱、断层等地质构造，综掘施工难以进行，施工方法采用人工爆破、综掘机装煤（岩），刮板输送机、带式输送机运输（具体施工措施另行编制）。第二节 凿岩方式一、综掘施工方式 1、设备配备：EBZ100E型综掘机一台。2、工艺流程：安全检查-标定中腰线-试车-进刀、割煤（装孔安装滞后的顶帮锚杆和锚索）-安全检查-及时支护-照好中线-钻孔安装顶锚杆（索）、中路锚索及帮锚杆-下一循环。附：掘机截割流程图第三节 爆破作业一、 爆破条件与说明序号爆破条件及指标单位进风顺槽运输配巷1巷道毛断面m211.768.052巷道净断面m210.087.263岩石硬度系数f4每次钻眼深度m115炸药种类乳化炸药6雷管种类毫秒雷管7封泥长度m0.6序号煤破条件及指标单位指标矩形断面进风顺槽运输配巷8循环进度m0.80.89每循环雷管消耗个241710炸药消耗kg/m64.2511每循环炮眼个数个241712炮眼利用率%13每循环出煤t13.89备注附：一、进风顺槽炮眼布置图及运输配巷炮眼布置图 二、进风顺槽运输配巷爆破说明书进风顺槽爆破说明书炮眼名称编号眼数（个）眼深（m）炮眼方向装药量联线方式爆破顺序雷管种类爆破方式水平垂直块/眼总重(kg)掏槽眼1-661.275 909022.4串联1瞬发雷管一次爆破帮眼7-161018012.0串联11顶眼17-20419010.8串联11底眼21-24419010.8串联11合计246运输配巷爆破说明书炮眼名称编号眼数（个）眼深（m）炮眼方向装药量联线方式爆破顺序雷管种类爆破方式水平垂直块/眼总重(kg)掏槽眼1-551.275 909022.0串联1瞬发雷管一次爆破帮眼6-11618011.2串联11顶眼12-14319010.6串联11底眼15-17319010.6串联11合计第二节 装载与运输一、 装载与运输方式（一）运煤：15#煤层运输顺槽采用EBZ100E型综掘机转载到SGB420/22板输送机运至顺槽胶带大巷，由东胶带大巷STJ1000固定带式输送机转载到主斜井皮带运至地面。（二）装运料：人工装卸车，采用2米提升绞车、JD-25绞车运输。（三）人员运输：人员乘座进风斜井人车于井底车场，然后通过集中轨道运料大巷步行到工作面。（四）运输设备：采用2米提升绞车、JD-25绞车JD-11.4绞车二、运输设备的铺设（1）刮板输送机必须铺在实底上，各部件齐全、可靠、有效。（2）刮板输送机必须铺设平直，杜绝出现弯曲现象。机头、机尾距巷煤帮距离不小于700mm，中间部分距巷煤帮距离不小于500mm。（3）辅助巷道绞车的安装：绞车底座基础要牢固、可靠，必要时可以用直径为202000mm的地锚进行牢固处理。（4）轨道铺设要求平直、扣件齐全，紧固有效，接头间隙不超过10mm，内错差不超过5mm，道枕间距不大于1米，轨道至人行道一侧不小于0.8米，轨道外缘距两帮设备及风水管路间距不小于700mm。（5）严禁不同轨型钢轨混用，同时轨枕要垫实。三、安全设施及要求（1）斜巷运输“一坡三档”齐全有效，并且灵活可靠。（2）斜巷运输，下部沿途车场必须设置躲避硐，同时车场声光信号齐全可靠。（3）绞车钩头、插销，严禁使用自制或不合格的连接装置。（4）绞车运输保险绳，车尾巴连接装置、信号等安全设施齐全有效（5）运输沿线及上下平车场要求保持卫生清洁无杂务，并且要保证道岔使用灵活可靠。四、运输系统（1）运输系统图见附图（2）运输系统：出煤：工作面煤头掘进装载机由SGB-420/22板输送机运输、回风顺槽胶带巷东胶带大巷STJ1000固定带式输送机主斜井皮带地面筛分楼储煤筒仓进料：井上进风下料斜井集中轨道运料大巷15102工作面工作面煤头第三节 管线及轨道的敷设一、各类管线、运输设施的布置及要求1、风筒、风管、水管、电缆、输送机、枕木及轨道按巷道断面图布置。2、风筒吊挂靠帮、顶锚杆外端吊挂、做到逢环必挂，风筒口距煤头不大于5米。3、风管、水管用铁丝捆绑在帮锚杆上，每隔35米捆一道，悬挂高度按巷道断面图内容布置，不低于0.5米，距工作面不超过20米。4、各类电缆必须悬挂在电缆钩上，且每钩只挂一根电缆。5、轨道枕木必须铺在实底上，大巷使用24kg/m轨道铺设，枕木间距不小于1米，轨道至人行道一侧不小于0.8米，轨道水管路间距不小于700mm。第五章 生产系统第一节 通 风一、通风方式和供风距离1、通风采用压入式通风方式，局扇必须采用双风机双电源2、掘进头供电必须实行“三专两闭锁”。3、风筒出口距煤头距离保证不超5m，风筒要吊挂平直，逢环必吊，不得有死弯和破口，保证掘进头有足够的风量。4、所有工作人员必须人人爱护通风设施，不得随意损坏。损坏后要及时修补，以免漏风严重，造成掘进头风量不足A：按掘进瓦斯涌出量计算：Q掘=100q掘K掘通式中：K掘通掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，综掘取1.9、炮掘取2；q掘掘进工作面风排的绝对瓦斯涌出量，m3/min，综掘为1.86m3/min、炮掘为0.93m3/min；则：Q综掘=1001.861.9=353m3/min。Q炮掘=1000.932=186m3/min。B、按炸药使用量计算Q掘=（Ajb）（tc）式中：Aj掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量，kg。根据断面和支护方式，顺槽和大巷一次爆破进度为1.6m，按炮眼布置计算得一次爆破使用的最大炸药量为7.6kg；b每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药有毒气体国家标准，取0.1m3/kg；t通风时间，一般不少于20min，取30min；c爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，一般取c=0.02%。则Q掘=（7.60.1）（300.02%）=127m3/min。C、局扇吸风量计算：根据上述计算，综掘工作面需风量为353m3/min、炮掘工作面需风量为186m3/min，综掘采用直径800mm的软风筒送风，炮掘采用直径600mm的软风筒送风，顺槽按施工开切眼时的最远送风距离900m，炮掘以走向高抽最远送风距离900m，局扇的吸风量按下式计算：Q扇吸=Q掘（1na%）式中：Q扇吸局扇的吸风量，m3/min； n风筒节数，按10m一节，顺槽最远送风距离时有90节风筒，走向高抽最远送风距离时有90节风筒；a%每节风筒的漏风系数，取0.1%。则综掘局扇吸风量为353（1900.1%）=388m3/min走向高抽局扇吸风量为186（1900.1%）=170m3/minD、按局扇实际吸风量计算：设计按上述计算结果进行局扇选型,综掘选用FBDNO6.7/230型对旋局扇，该局扇额定风量为420600m3/min，走向高抽炮掘选用FDNO6.3/222型对旋局扇，该局扇额定风量为350465m3/min。Q综掘=q局扇Q局扇=1.34600=804m3/min。Q炮掘=q局扇Q局扇=1.34465=623m3/min。式中：q局扇为防止局扇吸循环风的风量备用系数，取1.34；Q局扇掘进工作面局扇额定风量，综掘取600m3/min、炮掘取465m3/min；E、按风速进行验算按照煤矿安全规程规定，煤巷、半煤岩巷掘进工作面风速应满足：15SjQ掘头240Sj式中：Sj掘进工作面巷道过风断面，m2，顺槽取9.45、高抽取5。Q掘头掘进头的实际风量 顺槽综掘：600（1900.1%）=546m3/min；炮掘：465（1900.1 %）=423m3/min；则顺槽掘进工作面风速验算为：159.45=1425462409.45=2268炮掘进工作面风速验算为：155=754232405=1200因此，所选局扇是合理的，按局扇实际吸风量计算掘进风量也是合理的。三、局部通风机的选型及安装地点风机及启动装置必须安设在进风巷中，置于距回风巷口不小于10m处，并支高300mm以上。根据瓦斯涌出量及局扇通风距离决定选取FBDNO6.7/230型号的风机。第二节 压风掘进工作面的压风来自地面主斜井工业广场压风站，地面压风机房选用SA-250W型空压机，主管道直径为D2198的无缝钢管，管路由主斜井敷设至15#煤层井底，沿轨道大巷铺设压风管为D1946无缝钢管，掘进工作面压风管为D754无缝钢管。风管布置在巷道帮，管路悬挂点距底板高度为1m。供风管（钢管）距工作面不超过30m、设三通，胶管紧跟工作面。第三节 综合防尘一、防尘供水防尘供水水源来自地面静压水池，水质要清洁水中悬浮物含量不超过150mg/L，粒径不大于0.3毫米。二、防尘管路铺设：防尘管路每隔50米设一个三通阀门，管路的接头、三通阀门、三通不得有流线性漏水，三通阀门必须上轮。轮必须安在人行道一侧。三、净化水幕1、净化水幕的安设距煤头50米范围内安装一道水幕，距盲巷口30米以里一道净化水幕；净化水幕使用环形喷雾；喷雾安装在距顶板不超过300mm的位置；运煤过程必须保证水幕开设喷雾正常。2、净化水幕的连接所有净化水幕的连接是阀门-过滤器-净化水幕。阀门及所有连接处不的有漏水。3、净化水幕的使用掘进工作面必须有完善的洒水系统，炮掘工作面距离工作面20-30m处必须设置放炮喷雾装置，放炮时先打开喷雾装置，喷雾时间不小于10分钟，炮前炮后煤头必须洒水。四、转载点喷雾1、掘进面各转载点都必须有喷雾高设施，连接喷雾设施时，必须连接阀门、过滤器、喷雾设施、管路接头，连接处不得有漏水，阀门必须安装在人行道侧；每道喷雾必须有单独的过滤器。2、喷雾高度安在距转载点40-50cm，宽度20cm的位置，且喷嘴必须正对转载出煤点。3、所有喷雾必须呈雾状；当各输送机运转出煤时，岗位工必须进行喷雾降尘。五、巷道水冼 工作面必须设专职洒水消尘工，每十天全断面全巷道冲洗一遍，保证巷道保持湿润，走路时尘土不飞扬，巷道口的水管风管、风筒、电缆、迎风风面的煤尘厚度不得超过2mm。六、钻孔作业工作面钻眼必须采用湿式钻眼，严禁干打眼，爆破作业每眼使用2个水炮泥，爆破前后应冲洗煤壁，爆破时应喷雾除尘，出煤时洒水。七、其他1、职工在工作中要佩戴防尘口罩。2、输送机机头处必须设置专用的水门、变头及洒水。3、进、回主要大巷必须按规定设置隔爆水袋，隔爆袋水量200L/m24、供水水管距工作面不超过30m、设三通，胶管紧跟工作面，以满足洒水需要。5、钻眼爆破前要对工作面20m范围内巷道周边进行冲洗，爆破后出煤前要对煤矸洒水消尘，放炮使用水炮泥。工作面20m范围内巷道周边煤尘厚度不超过2mm，长度不超过5m。6、掘进机内外喷雾水压分别不小于3Mpa和1.5Mpa。开机时必须打开喷雾装置。7、防爆水袋应设置在巷道的直线段内，长度不小于20m，水袋之间的间隙不大于1.5m，水袋边与巷壁、顶板、构件物间的距离不得小于100mm，水袋距道不应小于1.8m。第四节 防灭火1、掘进巷道的电器设备实现“三无”，杜绝“失爆”。带式输送机机头、机尾前后20m范围要用不燃性材料支护，带式输送机机头、机尾按规定配备灭火器材，底输送带下及机尾的浮煤要及时清理。2、在掘进过程中，专职瓦检工每班至少检查一次一氧化碳气体浓度及温度变化情况，一旦一氧化碳浓度超过0.0024%时，立即停止作业，撤出人员，并汇报调度进行处理。3、通风科、队定期对巷道冒落区检查，发现有自燃征兆，及时采取措施，进行处理。4、遇火灾时，应视火灾的性质、灾区通风和瓦斯情况，立即汇报调度，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势。电气设备着火时，应首先切断电源，在切断电源之前，只准用不导电的灭火器材进行灭火。灭火过程中，必须由跟班长统一指挥，在通风、安监人员的监护下进行，并由指定专职瓦检员检查有害气体和风向、风量的变化，采取防止人员中毒的措施，同时立即汇报调度。如果控制不住火势，所有人员戴上自救器，向进风方向迅速撤离。灭火、撤离过程中所有人员必须听从瓦检员指挥。5、15#煤层有自然发火倾向，必须执行以下措施：（1）井下必须建立消防器材库，库内应设有足够的铁锹、灭火器、沙箱等。同时设有通讯电话。（2）输送巷道中应每隔50米设置洒水支管和阀门。（3）输送机机头前后两端各20米范围内，都必须用不燃性材料支护。同时机头、机尾至少设有2个灭火器和1个沙箱。（4）配电点、风机开关设有2个灭火器和1个沙箱。（5）井下使用的柴油、煤油和变压器必须装入盖严的铁桶内，由专人押运送至使用地点，剩余的油必须运回原地面，严禁在井下存放。（6）井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内，用过的棉纱、布头和纸，也必须放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不得乱放乱扔，严禁将剩油、废油洒在井巷和硐室内。（7）如工作面或巷道内着火时，根据着火情况，应首先采用直接灭火方式，如用灭火器、用水扑灭等在直接灭火过程中，一般不得改变火区的风流方向。直接灭火不能取得有效灭火效果时，为防止火势发展应采取封闭隔绝灭火，封闭火区前，必须根据火区的瓦斯 、一氧化碳等气体变化情况，慎重决定通风方法封闭程序。（8）通风科应设立专职人员定期检查高冒区的一氧化碳浓度情况。第五节 安全监控一、监控设备矿井现地面安装有两套KJ70N-J型监控系统，一用一备，分站型号为KJ70NF，坑上下安装有9台，井下均按照有关规定设置有瓦斯、风筒开停、烟雾、风速、温度、等传感器。二、设备安装在工作面距煤头5m处的回风侧（风筒对帮）且距顶板不大于0.3m距巷帮不小于0.2m处垂直悬挂一枚瓦斯传感器，其断值为1.5%，在掘进工作面巷道回风口以里10-15处，距顶板不大于0.3m，距巷道帮不小于0.2m，安装一枚瓦斯传感器，其断点值为1.0%。1、局部通风机供电实行“三专”（专用变压器、专用电缆、专用开关），盲巷内供电实行风电闭锁、瓦斯电闭锁，局部通风机电源侧必须设开、停传感器。2、每个掘进头在工作面5m范围设一个瓦斯探头，报警浓度为1.0%，断电浓度为1.5%，设一个风筒传感器，在距回风口10m处再设一个瓦斯探头，浓度达1.0时报警并断电（断电范围：服务于盲巷内所有非本质安全型电源、电器）。3、安全监控的安装、使用、维护严格按煤矿安全规程第一百六十一条第一百六十七条执行。第六节 供电掘进供电电源由15#煤采区中央配电提供，供电电压采用660V。为压缩短供电距离，采用移动变电站。电器设备的类型均选用矿用隔爆型。1、供电线路中各种保护齐全，有效，可靠。2、掘进工作面至少安装一台移变，为动力供电。风机专供配电室。3、严格执行井下防爆电气设备管理制度的有关规定。4、必须装备合格的“双风机以电源”“三专两闭锁”齐全合格。须由机电队长严格按供电设计计算的数据进行选用、安装、调试，任何人不得随意更改。第七节 排 水根据地质资料，本工作面最大涌水量为0.5m3/h，基本不影响生产；特殊情况在巷道低于洼处有积水时，临时采用水泵排水；在遇到承压地下水和采空区积水时，采用专项措施进进行处理。第八节 运 输一、运输系统（一）运煤系统 15102工作面运输顺槽掘进煤头工作面刮板输送机SJ800型带式输送机15#煤东胶带巷输送机主斜斜井皮带输送机地面储煤场15102工作面运输配巷掘进煤头工作面刮板输送机联络横贯SJ800型带式输送机15#煤东胶带巷输送机主斜斜井皮带输送机地面储煤场15102工作面回风顺槽掘进煤头工作面刮板输送机SJ800型带式输送机15#煤东胶带巷输送机主斜斜井皮带输送机地面储煤场15102工作面辅助巷掘进煤头工作面刮板输送机联络横贯SJ800型带式输送机15#煤东胶带巷输送机主斜斜井皮带输送机地面储煤场掘进机割煤或人工爆破落煤都是由SGW40T型刮板输送机和SJ800型带式输送机经采区皮带巷运至地面煤仓。（二）运料系统副斜井15#井底车场15#轨道运输大巷15102工作面运输顺槽掘进面副斜井15#井底车场15#轨道运输大巷15102工作面回风顺槽掘进面联络横贯。井下运料采用多部小绞车牵引矿车运输，小绞车型号为JD11.4型、JD25型。（三）人员运输系统地面侯车室乘座行人车15#井底车场15#轨道大巷15102工作面运输、回风掘进巷工作面第九节 照明、通信和信号一、通讯井下掘进工作面与调度室、绞车房、车场、配电室等地点通讯联系，采用程控自动交换机。电话机型号KTJH13型矿用调度室机房设300门四位号调度交换台。通过通讯电缆敷设到井下地点。二、信号掘进工作面运输信号装置采用127伏矿用防爆型组合声光往反电铃信号装置或KX-127/36V煤矿用语言灯光信号装置。各部输送机、绞车间设双向对打声光兼备信号装置。信号规定：一停、二开、三倒。乱点为事故点。岗位工不准离岗，严禁无人运行。岗位工通过点击各种信号，指挥设备运行。三、照明照明采用ZXZ-4-II型照明信号综合保护装置为电源，照明灯采用DGS-13型防爆节能荧光灯。掘进工作面的带式输送机头、各部绞车、煤仓口及图牌板处必须有矿用防爆灯。掘进机前后必须有照明灯，电源由掘进机电控箱供出用照明第六章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织一、作业形式以“三八”作业制（一班检修、两班掘进）为主。二、劳动组织劳动组织定员在实际工作中既要有分工，又要有相互配合，共同完成生产任务。（1）严格执行现场交接班制度，杜绝“二早一迟”即早收工、早上井、迟下井。（2）上一班必须向下一班交待清楚本班存在的问题，经下班验收通过，方可上井。 班次工种炮 掘综 掘工长11安全员11打眼工2支护工23综掘机司机1带式输送机司机22刮板输送机司机22机修工11下料工33清煤工44电钳工11瓦斯员11工作面小计2020合 计备 注岗位工人数随掘进延伸，根据实际需要而定。三、工种岗位责任制1、工作中工长全面负责安全、工程质量及组织生产任务，安全员主要负责安全监督。2、工作中整个运输系统的人员要明确分工、相互合作，距煤头较远的胶带司机和煤溜工可作为单独岗位，各岗位工要负责设备的检查和常规维护，同时负责设备周围的工业卫生。3、维护工要负责本班所有设备正常运转，处理机电事故。4、正规循环结束要求：锚杆、锚索等质量合格，无大量堆煤，各部设备完好，机头、机尾清理干净，无浮煤、杂物。第二节 循环作业正常情况下按循环图表作业。附正规作业循环图第三节 主要技术经济指标经济技术指标表序号项目单位指 标矩 形 断 面进风配巷1巷道毛断面积11.768.052巷道净断面积10.087.263巷道类别煤巷煤巷4循环进度m0.80.85日进度m7.27.26循环个数个圆班997支护形式（短锚索）锚带网+锚索8每循环炮眼个数个24179每循环炸药消耗kg64.2510雷管消耗个/m241711每循环根/排12轨道消耗Kg/m4813坑木消耗m3/m14钢材消耗t/m15刀齿消耗个/km16日出勤人数人606017月出产天数天282818正规循环率%19单进m20效率m/工备 注括号内为炮掘指标第七章 安全技术措施第一节 一通三防1、各掘进头要保证良好的通风系统，通风工区提前调李通风系统，确保安设风机处全风压风量大于局扇吸风量，保证不发生循环风，风筒吊挂平直整齐，所有人员都必须爱护通风设施。2、工作面停风，所有人员都要撤到全风压进风风流处，并在盲巷口设栅栏、警戒、恢复通风时，要执行有关排瓦斯规定。3、瓦检工除检查煤头的瓦斯外，每班都要巡回检查巷道内局部地点的瓦斯情况。冒高部位应采取有效的防瓦斯积聚措施，发现巷道挂汗处要认真检查CO和CO2以及温度情况，发现异常及进行处理，并向上级汇报。发现高温火点，先断盲巷动力电源，然后采取浇水、注水或捅放顶煤等措施直接灭火，通风人员确定放煤地点、队组放煤并立即汇报调度。，4、遇以上情况，队组人员要听从通风人员指挥，并由通风人员、安监员和工长根据现场情况确定采取应急措施。巷道内“一通三防”设施必须完好，必须有专人维护，定期更换。5、盲巷停风恢复通风时必须按有关规定排放瓦斯，两个及两个以上地点排瓦斯必须明确排放顺序，确保进风风流中瓦斯浓度在0.5%以下。进行临时封闭的巷道进行“四断”或恢复“四断”时，必须按有关规定执行。6、分别在煤头和盲巷回风按规定距离安设瓦斯断电仪，当煤头瓦斯浓度达到1.5%时，盲回瓦斯浓度达到1.0%时，断电仪能及时切断巷道内的一切电源，断电仪电源自风机开关电源侧。断电仪断电线与联锁开关闭锁。第二节 顶 板1、各施工队组树立顶板养护意识，发现顶板稍有变化，应及时采取贯钎措施，尽可能避免塌顶流顶。2、当班的工长、安全员是本班顶板管理的第一责任者，对当班顶板变化情况全面负责。当顶板发生异常时停止掘进，撤出人员到安全地点，并立即汇报调度，经矿生产技术部门、安全监察部门现场勘察后，制定措施，确定相应支护参数。3、每次接班后，爆破前后